JP4083791B1 - Processing method and processing system for fine powder containing calcium component and lead component - Google Patents
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Abstract
【課題】簡易な操作によって、カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末から、カルシウム成分及び鉛成分を分別して、鉛成分を高い割合で回収することのできる処理方法を提供する。
【解決手段】本発明の微粉末の処理方法は、（Ａ）微粉末と水と硫化剤を混合して、固体分である鉛硫化物を含むスラリーを得る工程と、（Ｂ）前記スラリーを固液分離して、鉛硫化物を含む固体分と、硫化剤に由来する水溶性硫黄成分を含む液分を得る工程と、（Ｃ）工程（Ｂ）で得られた固体分に、水及び硫酸を加えて混合し、固体分である鉛硫化物及び硫酸カルシウムを含むスラリーを得る工程と、（Ｄ）工程（Ｃ）で得られたスラリーに捕収剤を加えて、スラリー中の鉛硫化物を疎水化させる工程と、（Ｅ）工程（Ｄ）で得られたスラリーを浮遊選鉱処理して、鉛硫化物を含む浮鉱と、硫酸カルシウムを含む沈鉱を得る工程を含む。
【選択図】図１Provided is a processing method capable of separating a calcium component and a lead component from a fine powder containing a calcium component and a lead component by a simple operation and recovering the lead component at a high rate.
The method for treating fine powder according to the present invention includes (A) a step of mixing fine powder, water, and a sulfiding agent to obtain a slurry containing lead sulfide, which is a solid component, and (B) the slurry. Solid-liquid separation to obtain a solid content containing lead sulfide, a liquid content containing a water-soluble sulfur component derived from a sulfurizing agent, and (C) the solid content obtained in the step (B) to water and Adding and mixing sulfuric acid to obtain a slurry containing lead sulfide and calcium sulfate as solids; and (D) adding a collector to the slurry obtained in step (C) to obtain lead sulfide in the slurry. A step of hydrophobizing the product, and a step of (E) subjecting the slurry obtained in the step (D) to a flotation process to obtain a floatation containing lead sulfide and a precipitate containing calcium sulfate.
[Selection] Figure 1
Description
本発明は、セメントキルンの排ガスの一部を抽気する塩素バイパス技術で得られる微粉末等のカルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末の処理方法及び処理システムに関し、より詳しくは、カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末に含まれているカルシウム成分及び鉛成分を分別して回収するための処理方法及び処理システムに関する。 The present invention relates to a processing method and a processing system for fine powder containing calcium components and lead components such as fine powder obtained by a chlorine bypass technique for extracting a part of exhaust gas from a cement kiln, and more specifically, calcium components and lead. The present invention relates to a processing method and a processing system for separating and recovering calcium components and lead components contained in fine powders containing components.
家庭ごみ、焼却灰等の廃棄物を原料の一部として用いるセメントキルンにおいては、塩素の含有率が高い排ガスが発生する。この排ガスは、塩素バイパス技術によって処理される。塩素バイパス技術とは、セメントキルンの排ガスの一部を抽気した後、この抽気した高温の排ガス中の粗粉（塩素含有量が少ない固体分）をサイクロンで捕集し、セメント原料としてセメントキルンに戻す一方、サイクロンを通過した排ガスを冷却して生じる微粉末（塩素含有量が多い固体分）を、バグフィルター等の集塵機で捕集して、塩素成分を除去する技術をいう。捕集した微粉末は、カルシウム成分、カリウム成分、鉛成分及びその他の重金属成分、塩素成分等を含む。なお、この微粉末は、カリウム成分、鉛成分、塩素成分等を除去すれば、カルシウム成分を主成分とするセメント原料として、セメントキルンに戻すことができる。 In cement kilns that use waste such as household waste and incinerated ash as part of the raw material, exhaust gas with a high chlorine content is generated. This exhaust gas is treated by chlorine bypass technology. Chlorine bypass technology is to extract part of the exhaust gas from the cement kiln, and then collect coarse powder (solid content with low chlorine content) in the extracted high-temperature exhaust gas with a cyclone and use it as a cement raw material in the cement kiln. On the other hand, the fine powder (solid content with a large chlorine content) generated by cooling the exhaust gas that has passed through the cyclone is collected by a dust collector such as a bag filter to remove the chlorine component. The collected fine powder contains a calcium component, a potassium component, a lead component and other heavy metal components, a chlorine component, and the like. In addition, this fine powder can be returned to a cement kiln as a cement raw material which has a calcium component as a main component, if a potassium component, a lead component, a chlorine component, etc. are removed.
一方、塩素成分、カルシウム成分、及び鉛成分等の重金属成分を含むダストに対して、水洗によりカルシウム成分及び塩素成分を除去した後、浮遊選鉱を行い、重金属成分を分別して回収する技術が知られている。
例えば、廃棄物を焼却した際に発生する飛灰からの金属回収方法であって、飛灰を水洗して塩素イオンを溶出除去し、分離された脱塩素飛灰スライムをアトリッションした後、浮遊選鉱により金属類を分離回収することを特徴とする焼却飛灰からの金属回収方法が提案されている（特許文献１）。
For example, a method for recovering metal from fly ash generated when incinerating waste, which is washed with water to elute and remove chlorine ions, and after attrition of separated dechlorinated fly ash slime, A metal recovery method from incinerated fly ash, which is characterized in that metals are separated and recovered by the method (Patent Document 1).
塩素バイパス技術で得られる微粉末は、カルシウム成分、カリウム成分、鉛成分、塩素成分等を含むものである。このうち、カリウム成分、塩素成分等は、水洗処理後の濾液中の成分として回収することができる。
しかし、本発明者の実験によると、上述の文献に記載された技術を用いて、塩素バイパス技術で得られる微粉末から、鉛成分を回収しようとすると、水洗によって液分中に溶出する鉛の量が多いため、微粉末中の鉛の全量に対する、浮遊選鉱処理で得られる鉛の量の質量割合（鉛の回収率）が５０％程度であることがわかった。その理由は、微粉末に含まれる鉛成分の一部が、塩化物等の水溶性化合物であること、及び、鉛を含む非水溶性化合物の一部が、アルカリ性を示す微粉末スラリーによって浸出されたためである。
一方、塩素バイパス技術で得られる微粉末から、重金属及び塩素分を含まないカルシウム成分含有物を回収し、セメント原料として用いることが求められている。
そこで、本発明は、簡易な操作によって、カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末から、カルシウム成分及び鉛成分を分別して、鉛成分を高い割合で回収することのできる処理方法及び処理システムを提供することを目的とする。
The fine powder obtained by the chlorine bypass technique contains a calcium component, a potassium component, a lead component, a chlorine component, and the like. Among these, a potassium component, a chlorine component, etc. can be collect | recovered as a component in the filtrate after a water-washing process.
However, according to the experiment of the present inventor, when the lead component is recovered from the fine powder obtained by the chlorine bypass technique using the technique described in the above-mentioned literature, the lead eluted in the liquid by washing with water Since the amount was large, it was found that the mass ratio (lead recovery rate) of the amount of lead obtained by the flotation treatment to the total amount of lead in the fine powder was about 50%. The reason is that a part of the lead component contained in the fine powder is a water-soluble compound such as chloride, and a part of the water-insoluble compound containing lead is leached by the fine powder slurry showing alkalinity. This is because.
On the other hand, it is required to recover a calcium component-containing material that does not contain heavy metals and chlorine from fine powder obtained by the chlorine bypass technique and use it as a cement raw material.
Therefore, the present invention provides a processing method and a processing system capable of separating a calcium component and a lead component from a fine powder containing a calcium component and a lead component by a simple operation and recovering the lead component at a high rate. The purpose is to do.
本発明者は、上記課題を解決するために鋭意検討した結果、処理対象物である微粉末と、水と、硫化剤を混合して、スラリーを得た後、このスラリーを固液分離して、鉛硫化物を含む固体分を回収し、さらに、この固体分に水及び硫酸を加えて混合して、再度、スラリーを得て、その後、このスラリー中の鉛硫化物を疎水化させ、このスラリーを浮遊選鉱処理すれば、浮鉱として、高い回収率で鉛成分を回収することができ、かつ、沈鉱として、硫酸カルシウムを回収することができることを見出し、本発明を完成した。
すなわち、本発明は、下記の［１］〜［８］を提供するものである。
As a result of diligent investigations to solve the above problems, the present inventor mixed a fine powder as a processing object, water, and a sulfiding agent to obtain a slurry, and then solid-liquid separated the slurry. The solid content containing lead sulfide is recovered, and water and sulfuric acid are added to and mixed with the solid content to obtain a slurry again. Thereafter, the lead sulfide in the slurry is hydrophobized, The present inventors have found that if the slurry is subjected to flotation treatment, the lead component can be recovered at a high recovery rate as a flotation, and calcium sulfate can be recovered as a deposit, thereby completing the present invention.
That is, the present invention provides the following [1] to [8].
［１］ （Ａ）カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末と、水と、硫化剤を混合して、固体分である鉛硫化物を含むスラリーを得るスラリー化工程と、（Ｂ）工程（Ａ）で得られたスラリーを固液分離して、鉛硫化物を含む固体分と、前記硫化剤に由来する水溶性硫黄成分を含む液分を得る固液分離工程と、（Ｃ）工程（Ｂ）で得られた鉛硫化物を含む固体分に、水及び硫酸を加えて混合し、固体分である鉛硫化物及び硫酸カルシウムを含むスラリーを得る再スラリー化工程と、（Ｄ）工程（Ｃ）で得られたスラリーに捕収剤を加えて、スラリー中の鉛硫化物を疎水化させる鉛硫化物疎水化工程と、（Ｅ）工程（Ｄ）で得られたスラリーを浮遊選鉱処理して、鉛硫化物を含む浮鉱と、硫酸カルシウムを含む沈鉱を得る鉛・カルシウム分離工程とを含むことを特徴とするカルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末の処理方法。
［２］ （Ｆ）工程（Ｂ）で得られた前記液分の少なくとも一部を、工程（Ａ）において、前記微粉末、水、及び硫化剤と共に混合する液分再利用工程、を含む前記［１］に記載の微粉末の処理方法。
［３］ （Ｇ）工程（Ｅ）における浮遊選鉱処理後のスラリーから液分を回収し、該液分の少なくとも一部を、工程（Ｃ）において、前記鉛硫化物を含む固体分、水及び硫酸と共に混合する液分再利用工程、を含む前記［１］又は［２］に記載の微粉末の処理方法。
［４］ （Ｈ）工程（Ｅ）における浮遊選鉱処理後のスラリーから液分を回収し、該液分の少なくとも一部と、工程（Ｂ）で得られた前記液分を混合して、これら２つの液分中の成分が反応して生じる固体分、及び、浄化された液分を含むスラリーを得る浄化工程、を含む前記［１］〜［３］のいずれかに記載の微粉末の処理方法。
［５］ カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末と、水と、硫化剤を混合して、固体分である鉛硫化物を含むスラリーを得るための鉛硫化物生成装置と、前記鉛硫化物生成装置で得られたスラリーを固液分離して、鉛硫化物を含む固体分と、前記硫化剤に由来する水溶性硫黄成分を含む液分を得るための固液分離装置と、前記固液分離装置で得られた鉛硫化物を含む固体分に、水及び硫酸を加えて混合し、固体分である鉛硫化物及び硫酸カルシウムを含むスラリーを得るための硫酸カルシウム生成装置と、前記硫酸カルシウム生成装置で得られたスラリーに捕収剤を加えて、スラリー中の鉛硫化物を疎水化させるための鉛硫化物疎水化装置と、前記鉛硫化物疎水化装置で得られたスラリーを浮遊選鉱処理するための浮遊選鉱装置とを含むことを特徴とするカルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末の処理システム。
［６］ 前記固液分離装置で得られた液分を、前記鉛硫化物生成装置に返送して、前記微粉末、水、及び硫化剤と混合するための返送手段を含む前記［５］に記載の微粉末の処理システム。
［７］ 前記浮遊選鉱装置から回収される液分の少なくとも一部を、前記硫酸カルシウム生成装置に返送して、前記鉛硫化物を含む固体分、水及び硫酸と混合するための返送手段を含む前記［５］又は［６］に記載の微粉末の処理システム。
［８］ 前記浮遊選鉱装置から回収される液分の少なくとも一部と、前記固液分離装置から回収された液分を混合するための混合手段を含む前記［５］〜［７］のいずれかに記載の微粉末の処理システム。
[1] (A) A slurrying step of mixing a fine powder containing a calcium component and a lead component, water, and a sulfiding agent to obtain a slurry containing lead sulfide as a solid component, and a step (B) ( A solid-liquid separation step of solid-liquid separation of the slurry obtained in A) to obtain a solid portion containing lead sulfide and a liquid portion containing a water-soluble sulfur component derived from the sulfiding agent; and (C) step ( A re-slurrying step to obtain a slurry containing lead sulfide and calcium sulfate as solids by adding water and sulfuric acid to the solids containing lead sulfide obtained in B) and mixing, and (D) step ( C) Adds a collector to the slurry obtained in step C), hydrophobizes the lead sulfide in the slurry, and hydrophobizes the slurry obtained in step (D). Lead / calcium separator to obtain floatation containing lead sulfide and sedimentation containing calcium sulfate A method for treating fine powders containing a calcium component and a lead component.
[2] (F) The liquid recycling step in which at least a part of the liquid obtained in the step (B) is mixed with the fine powder, water, and a sulfurizing agent in the step (A). The processing method of the fine powder as described in [1].
[3] (G) A liquid component is recovered from the slurry after the flotation process in the step (E), and at least a part of the liquid component in the step (C) is mixed with the solid component containing the lead sulfide, water, and The method for processing a fine powder according to the above [1] or [2], comprising a liquid recycle step of mixing with sulfuric acid.
[4] (H) Recover liquid from the slurry after the flotation treatment in step (E), and mix at least part of the liquid with the liquid obtained in step (B). The processing of the fine powder according to any one of the above [1] to [3], comprising a solid content produced by reaction of components in two liquid components, and a purification step for obtaining a slurry containing the purified liquid components. Method.
[5] A lead sulfide generating device for obtaining a slurry containing lead sulfide, which is a solid component, by mixing a fine powder containing a calcium component and a lead component, water, and a sulfurizing agent, and the lead sulfide Solid-liquid separation of the slurry obtained by the generating device to obtain a solid content containing lead sulfide and a liquid content containing a water-soluble sulfur component derived from the sulfurizing agent, and the solid-liquid Calcium sulfate generator for obtaining slurry containing lead sulfide and calcium sulfate as solids by adding water and sulfuric acid to the solids containing lead sulfide obtained by the separator and mixing, and said calcium sulfate A lead sulfide hydrophobizing device for hydrophobizing lead sulfide in the slurry by adding a collection agent to the slurry obtained by the generator, and the slurry obtained by the lead sulfide hydrophobizing device by flotation Including flotation equipment for processing The processing system of the fine powder containing the calcium component and lead component characterized by these.
[6] In the above [5], including a return means for returning the liquid obtained by the solid-liquid separator to the lead sulfide generator and mixing it with the fine powder, water, and a sulfurizing agent. The fine powder processing system described.
[7] Return means for returning at least a part of the liquid recovered from the flotation apparatus to the calcium sulfate production apparatus and mixing with the solid content including the lead sulfide, water, and sulfuric acid. The fine powder processing system according to [5] or [6].
[8] Any of the above [5] to [7], which includes a mixing means for mixing at least a part of the liquid recovered from the flotation apparatus and the liquid recovered from the solid-liquid separator. The fine powder processing system described in 1.
本発明によれば、工程（Ａ）（スラリー化工程）と工程（Ｄ）（鉛硫化物疎水化工程）の間に、工程（Ｂ）（固液分離工程）及び工程（Ｃ）（再スラリー化工程）を含むので、工程（Ｂ）及び工程（Ｃ）を含まない場合と比べて、鉛の回収率の増大及び安定化を達成することができる。
本発明によれば、工程（Ａ）で硫化剤を添加した後に、工程（Ｅ）で浮遊選鉱処理しているので、硫化剤を添加せずに水洗等の処理後に浮遊選鉱処理する場合と比べて、液分中に溶出して系外に排出される鉛の量が少なく、工程（Ｅ）における鉛の回収率を高めることができる。
本発明によれば、工程（Ｂ）（固液分離工程）において、水溶性硫黄成分が除去された固体分が得られるので、工程（Ｃ）（再スラリー化工程）でこの固体分に硫酸を加える際に、水溶性硫黄成分と硫酸との反応生成物である硫化水素ガスが、ほとんど発生しない。
本発明によれば、工程（Ｂ）（固液分離工程）を含むので、固体分の量を容易に把握することができ、工程（Ｃ）（再スラリー化工程）におけるスラリーの固液比の管理が容易である。
According to the present invention, between step (A) (slurry step) and step (D) (lead sulfide hydrophobization step), step (B) (solid-liquid separation step) and step (C) (reslurry) Therefore, compared with the case where the process (B) and the process (C) are not included, an increase in the recovery rate of lead and stabilization can be achieved.
According to the present invention, since the flotation treatment is performed in the step (E) after the sulfiding agent is added in the step (A), compared with the case where the flotation treatment is performed after the treatment such as washing without adding the sulfiding agent. Thus, the amount of lead eluted in the liquid and discharged out of the system is small, and the lead recovery rate in the step (E) can be increased.
According to the present invention, in step (B) (solid-liquid separation step), a solid content from which water-soluble sulfur components have been removed is obtained. Therefore, sulfuric acid is added to this solid content in step (C) (reslurry step). When added, hydrogen sulfide gas which is a reaction product of a water-soluble sulfur component and sulfuric acid is hardly generated.
According to the present invention, since the process (B) (solid-liquid separation process) is included, the amount of solids can be easily grasped, and the solid-liquid ratio of the slurry in the process (C) (reslurry process) Easy to manage.
本発明によれば、工程（Ｂ）（固液分離工程）で得られる液分中の水溶性硫黄成分を、工程（Ｂ）で得られる固体分（鉛硫化物）とは別に処理することができるので、工程（Ｂ）を含まない場合と比べて、処理対象物である微粉末に対する硫化剤の添加量の精密な制御を必要とせず、より実用的である。つまり、硫化剤の添加量は、微粉末中の鉛成分を鉛硫化物とするのに不足しない量であればよく、過剰であってもよい。そのため、処理対象物である微粉末の成分組成の変動に応じて、硫化剤の添加量を変動させる必要もない。
本発明によれば、工程（Ａ）（スラリー化工程）及び工程（Ｃ）（再スラリー化工程）でスラリー化を行なうので、工程（Ｃ）を含まない場合と比べて、浮遊選鉱によって得られる固体分（鉛硫化物、硫酸カルシウム）中の塩素、アルカリ金属等の濃度が小さくなり、硫酸カルシウムをセメント原料として好適に用いることができる。
According to the present invention, the water-soluble sulfur component in the liquid obtained in the step (B) (solid-liquid separation step) can be treated separately from the solid content (lead sulfide) obtained in the step (B). Therefore, compared with the case where the step (B) is not included, precise control of the addition amount of the sulfiding agent to the fine powder which is the object to be processed is not necessary, and it is more practical. That is, the addition amount of the sulfiding agent may be an amount that is not short enough to make the lead component in the fine powder lead sulfide, and may be excessive. Therefore, it is not necessary to change the addition amount of the sulfurizing agent in accordance with the change in the component composition of the fine powder that is the object to be treated.
According to the present invention, since slurrying is performed in step (A) (slurrying step) and step (C) (reslurry step), it is obtained by flotation compared to the case where step (C) is not included. The concentration of chlorine, alkali metal, etc. in the solid content (lead sulfide, calcium sulfate) is reduced, and calcium sulfate can be suitably used as a cement raw material.
以下、図面を参照しつつ、本発明を詳細に説明する。
図１は、本発明のカルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末の処理方法の一例を示すフロー図である。
本発明の微粉末の処理方法は、図１に示すように、（Ａ）カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末Ａと、水と、硫化剤（水硫化ソーダ）を混合して、固体分である鉛硫化物を含むスラリーを得るスラリー化工程と、（Ｂ）工程（Ａ）で得られたスラリーを固液分離して、鉛硫化物を含む固体分と、前記硫化剤に由来する水溶性硫黄成分を含むアルカリ性の液分（図中の液分ａ）を得る固液分離工程と、（Ｃ）工程（Ｂ）で得られた鉛硫化物を含む固体分に、水及び硫酸を加えて混合し、固体分である鉛硫化物及び硫酸カルシウムを含むスラリーを得る再スラリー化工程と、（Ｄ）工程（Ｃ）で得られたスラリーに捕収剤を加えて、スラリー中の鉛硫化物を疎水化させる鉛硫化物疎水化工程と、（Ｅ）工程（Ｄ）で得られたスラリーを浮遊選鉱処理して、鉛硫化物を含む浮鉱と、硫酸カルシウムを含む沈鉱を得る鉛・カルシウム分離工程を含むものである。
Hereinafter, the present invention will be described in detail with reference to the drawings.
FIG. 1 is a flow chart showing an example of a method for treating fine powders containing a calcium component and a lead component of the present invention.
As shown in FIG. 1, the fine powder processing method of the present invention comprises (A) a fine powder A containing a calcium component and a lead component, water, and a sulfiding agent (sodium hydrosulfide). A slurrying step for obtaining a slurry containing lead sulfide, and (B) the slurry obtained in step (A) is subjected to solid-liquid separation to obtain a solid content containing lead sulfide and a water solution derived from the sulfiding agent. Water and sulfuric acid are added to the solid component containing the lead sulfide obtained in the solid-liquid separation step for obtaining an alkaline liquid component (liquid component a in the figure) (C) and (C) step (B). And re-slurrying step to obtain a slurry containing lead sulfide and calcium sulfate as solid components, and (D) adding a collection agent to the slurry obtained in step (C), and lead sulfide in the slurry The lead sulfide hydrophobizing step to hydrophobize the product and the slurry obtained in step (E) (D) And ore processing, is intended to include a 浮鉱 including lead sulfide, lead-calcium separation to obtain a 沈鉱 containing calcium sulphate.
また、本発明の微粉末の処理方法は、図１に示すように、（Ｆ）工程（Ｂ）で得られたアルカリ性の液分（図中の液分ａ）の少なくとも一部を、工程（Ａ）において、微粉末Ａ、水、及び硫化剤と共に混合する液分再利用工程、を含むことができる。
また、本発明の微粉末の処理方法は、図１に示すように、（Ｇ）工程（Ｅ）における浮遊選鉱処理後のスラリーから液分（図中の液分ｂ；通常、酸性）を回収し、該液分の少なくとも一部を、工程（Ｃ）において、前記鉛硫化物を含む固体分、水及び硫酸と共に混合する液分再利用工程、を含むことができる。
さらに、本発明の微粉末の処理方法は、図１に示すように、（Ｈ）工程（Ｅ）における浮遊選鉱処理後のスラリーから液分（図中の液分ｂ；通常、酸性）を回収し、該液分の少なくとも一部と、工程（Ｂ）のアルカリ性の液分（図中の液分ａ）を混合して、これら２つの液分中の成分が反応して生じる固体分、及び、浄化された液分を含むスラリーを得る浄化工程、を含むことができる。
In addition, as shown in FIG. 1, the method for treating fine powder of the present invention comprises (F) at least part of the alkaline liquid obtained in step (B) (liquid a in the figure). In A), a liquid recycle step of mixing with fine powder A, water, and a sulfiding agent can be included.
Moreover, as shown in FIG. 1, the processing method of the fine powder of this invention collect | recovers a liquid component (liquid component b in the figure; normally acidic) from the slurry after the flotation process in (G) process (E). In addition, in the step (C), at least a part of the liquid can be mixed with the solid content including the lead sulfide, water, and sulfuric acid.
Furthermore, as shown in FIG. 1, the fine powder processing method of the present invention recovers a liquid component (liquid component b in the figure; usually acidic) from the slurry after the flotation process in (H) step (E). And mixing at least a part of the liquid component with the alkaline liquid component in step (B) (liquid component a in the figure) and reacting the components in these two liquid components, and A purification step of obtaining a slurry containing the purified liquid component.
［工程（Ａ）：スラリー化工程］
工程（Ａ）は、カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末と、水と、硫化剤を混合して、固体分である鉛硫化物を含むスラリーを得る工程である。
本工程は、図１に示すように、カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末と、水を混合して、スラリーを生成した後、該スラリーに硫化剤を加えて、固体分である鉛硫化物を含むスラリーを得てもよいし、あるいは、カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末と、水と、硫化剤とを同時に混合して、固体分である鉛硫化物を含むスラリーを得てもよい。
[Step (A): Slurry step]
Step (A) is a step of mixing a fine powder containing a calcium component and a lead component, water, and a sulfiding agent to obtain a slurry containing lead sulfide that is a solid component.
In this step, as shown in FIG. 1, a fine powder containing a calcium component and a lead component and water are mixed to form a slurry, and then a sulfurizing agent is added to the slurry, and lead sulfide that is a solid component is added. Or a fine powder containing calcium and lead components, water and a sulfurizing agent are mixed at the same time to obtain a slurry containing lead sulfide as a solid component. Also good.
本発明の処理対象となる微粉末としては、例えば、前記の背景技術の欄で説明した、塩素バイパス技術によるセメントキルンの排ガスの処理の過程で捕集される微粉末や、焼却飛灰、溶融飛灰等が挙げられる。
本発明の処理対象となる微粉末中のカルシウム成分の含有率（ＣａＯ換算の質量割合）は、特に限定されないが、好ましくは５〜７０質量％、より好ましくは１０〜６０質量％、特に好ましくは１５〜５０質量％である。該含有率が５質量％未満では、本発明の処理方法によって回収されるカルシウム成分の量が少なくなり、カルシウム成分の再資源化を十分に図ることができない。該含有率が７０質量％を超えると、工程（Ｅ）における浮鉱への鉛の分配率が低下することがある。
As the fine powder to be treated in the present invention, for example, the fine powder collected in the process of exhaust gas of cement kiln exhaust gas by the chlorine bypass technology, incinerated fly ash, molten as described in the background section above. Examples include fly ash.
Although the content rate (mass ratio of CaO conversion) in the fine powder used as the process target of this invention is not specifically limited, Preferably it is 5-70 mass%, More preferably, it is 10-60 mass%, Most preferably It is 15-50 mass%. When the content is less than 5% by mass, the amount of the calcium component recovered by the treatment method of the present invention is reduced, and the calcium component cannot be sufficiently recycled. When this content rate exceeds 70 mass%, the distribution rate of the lead to the floatation in a process (E) may fall.
本発明の処理対象物である微粉末中の鉛成分の含有率（ＰｂＯ換算の質量割合）は、特に限定されないが、好ましくは０．１〜１０質量％、より好ましくは０．５〜９質量％、特に好ましくは１〜８質量％である。該含有率が０．１質量％未満では、鉛の含有量が少なすぎて、本発明の方法を適用する必要性が小さくなる。該含有率が１０質量％を超えると、工程（Ｅ）で分離回収した硫酸カルシウム中に鉛が多く残留することがある。 Although the content rate (mass ratio of PbO conversion) of the lead component in the fine powder which is the processing target of the present invention is not particularly limited, it is preferably 0.1 to 10% by mass, more preferably 0.5 to 9% by mass. %, Particularly preferably 1 to 8% by mass. When the content is less than 0.1% by mass, the content of lead is too small, and the necessity of applying the method of the present invention is reduced. If the content exceeds 10% by mass, a large amount of lead may remain in the calcium sulfate separated and recovered in step (E).
硫化剤の例としては、水硫化ソーダ（ＮａＳＨ）、硫化ソーダ（Ｎａ２Ｓ）、硫化水素ガス（Ｈ２Ｓ）等が挙げられる。
本工程で得られるスラリー中に生成する鉛硫化物の例としては、硫化鉛（ＰｂＳ）等が挙げられる。
硫化剤の添加量は、微粉末に含まれている鉛成分が、鉛硫化物になるのに不足しない量である限りにおいて限定されることがなく、大きな過剰量であってもよい。該添加量が過剰量であっても、工程（Ｂ）（固液分離工程）において、過剰の硫化剤を水溶性硫黄成分として鉛硫化物（固体分）から分離した後、この水溶性硫黄成分を含む液分を、鉛硫化物とは別に処理することができる。
すなわち、この水溶性硫黄成分を含む液分は、工程（Ｅ）（浮遊選鉱工程）での処理後に回収される液分（鉄、亜鉛、銅等の金属イオンが含まれているもの）と混合することによって、硫化鉄、硫化亜鉛、硫化銅等の固体分を生成させることができる。この場合、鉄、亜鉛、銅等の金属イオンが除去された液分を得ることができ、排水前の処理を簡素化することができる。
また、この水溶性硫黄成分を含む液分は、アルカリ性であるので、工程（Ｅ）（浮遊選鉱工程）での処理後に回収される、通常、酸性である液分と混合することによって、中和反応を生じさせることができる。その結果、これらのアルカリ性の液分および酸性の液分を各々、別々に中和処理する場合と比べて、中和処理のための薬剤の使用量を減少させ、薬剤コストの削減を図ることができる。
さらに、この水溶性硫黄成分を含む液分は、例えば、当該液分中の塩化カリウム濃度が飽和状態になるまで、工程（Ａ）における水および硫化剤の供給源として繰り返し循環させて使用することもできる。
Examples of the sulfiding agent include sodium hydrosulfide (NaSH), sodium sulfide (Na 2 S), hydrogen sulfide gas (H 2 S), and the like.
Examples of the lead sulfide generated in the slurry obtained in this step include lead sulfide (PbS).
The addition amount of the sulfurizing agent is not limited as long as the lead component contained in the fine powder is not short enough to become lead sulfide, and may be a large excess amount. Even if the added amount is excessive, in step (B) (solid-liquid separation step), after separating the excess sulfurizing agent from lead sulfide (solid content) as a water-soluble sulfur component, this water-soluble sulfur component The liquid component containing can be treated separately from lead sulfide.
That is, the liquid component containing the water-soluble sulfur component is mixed with the liquid component (containing metal ions such as iron, zinc, copper, etc.) recovered after the process (E) (floating process). By doing so, solid content, such as iron sulfide, zinc sulfide, copper sulfide, can be produced | generated. In this case, a liquid component from which metal ions such as iron, zinc, and copper are removed can be obtained, and the treatment before drainage can be simplified.
Moreover, since the liquid component containing this water-soluble sulfur component is alkaline, it is neutralized by mixing with the normally acidic solution recovered after the treatment in the step (E) (flotation process). A reaction can occur. As a result, compared with the case where each of these alkaline and acidic liquids is neutralized separately, the amount of chemical used for neutralization can be reduced, and the cost of the chemical can be reduced. it can.
Furthermore, the liquid component containing the water-soluble sulfur component should be repeatedly circulated and used as a supply source of water and a sulfurizing agent in step (A) until the potassium chloride concentration in the liquid component becomes saturated, for example. You can also.
カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末と、水と、硫化剤とを混合する方法としては、例えば、撹拌翼付きの液槽内に、カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末と、水と、硫化剤とを収容し、所定の滞留時間で撹拌して、均一なスラリーを得る方法が挙げられる。
本工程におけるスラリーの固液比（水１リットル中のカルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末の質量）は、好ましくは５〜３００ｇ／リットル、より好ましくは２０〜２５０ｇ／リットル、特に好ましくは５０〜２００ｇ／リットルである。該値が５ｇ／リットル未満では、カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末の単位質量当たりの水量が大きくなり、処理の効率が低下する。該値が３００ｇ／リットルを超えると、浮遊選鉱工程（Ｅ）における鉛成分とカルシウム成分の分離性能が低下する。
滞留時間は、好ましくは５〜３０分間である。滞留時間が５分間未満では、鉛硫化物の生成が不十分となることがある。滞留時間が３０分間を超えると、処理の効率が低下するなどの不都合がある。
As a method of mixing the fine powder containing the calcium component and the lead component, water, and the sulfiding agent, for example, in a liquid tank with a stirring blade, the fine powder containing the calcium component and the lead component, water, And a method of containing a sulfurizing agent and stirring for a predetermined residence time to obtain a uniform slurry.
The solid-liquid ratio of the slurry in this step (mass of fine powder containing calcium component and lead component in 1 liter of water) is preferably 5 to 300 g / liter, more preferably 20 to 250 g / liter, particularly preferably 50. ~ 200 g / liter. When the value is less than 5 g / liter, the amount of water per unit mass of the fine powder containing the calcium component and the lead component increases, and the efficiency of the treatment decreases. When this value exceeds 300 g / liter, the separation performance of the lead component and the calcium component in the flotation process (E) decreases.
The residence time is preferably 5 to 30 minutes. If the residence time is less than 5 minutes, the production of lead sulfide may be insufficient. When the residence time exceeds 30 minutes, there is a disadvantage that the efficiency of the process is lowered.
［工程（Ｂ）：固液分離工程］
本工程は、工程（Ａ）で得られたスラリーを固液分離して、鉛硫化物を含む固体分と、前記硫化剤に由来する水溶性硫黄成分を含む液分を得る工程である。
スラリーを固液分離する手段としては、フィルタープレスやベルトフィルター等が挙げられる。
[Step (B): Solid-liquid separation step]
In this step, the slurry obtained in the step (A) is subjected to solid-liquid separation to obtain a solid component containing lead sulfide and a liquid component containing a water-soluble sulfur component derived from the sulfiding agent.
Examples of means for solid-liquid separation of the slurry include a filter press and a belt filter.
［工程（Ｃ）：再スラリー化工程］
本工程は、工程（Ｂ）で得られた鉛硫化物を含む固体分に、水及び硫酸を加えて混合し、固体分である鉛硫化物及び硫酸カルシウムを含むスラリーを得る工程である。
本工程は、図１に示すように、工程（Ｂ）で得られた鉛硫化物を含む固体分に、まず、水を加えて混合し、スラリーを生成した後、該スラリーに硫酸を加えて、固体分である鉛硫化物及び硫酸カルシウムを含むスラリーを得てもよいし、あるいは、工程（Ｂ）で得られた鉛硫化物を含む固体分に、水及び硫酸を同時に加えて混合し、固体分である鉛硫化物及び硫酸カルシウムを含むスラリーを得てもよい。
なお、水及び硫酸は、予め調製した希硫酸として供給してもよい。
本工程におけるスラリーのｐＨは、好ましくは１．５〜７．５、より好ましくは２．０〜７．０、特に好ましくは２．５〜６．５である。該ｐＨが１．５未満または７．５を超えると、工程（Ｅ）において浮鉱中に分配される鉛成分の質量割合が低下する。
ｐＨを調整する方法としては、例えば、液槽内に収容されたスラリーに対して、好ましくは撹拌下で、硫酸を加えつつ、ｐＨ測定手段（ｐＨ計）を用いて当該スラリーのｐＨを測定して、スラリーのｐＨを調整する方法が挙げられる。
[Step (C): Reslurry step]
In this step, water and sulfuric acid are added to and mixed with the solid content containing the lead sulfide obtained in the step (B) to obtain a slurry containing the lead sulfide and calcium sulfate as the solid content.
In this step, as shown in FIG. 1, first, water is added to and mixed with the solid content containing the lead sulfide obtained in step (B) to form a slurry, and then sulfuric acid is added to the slurry. In addition, a slurry containing lead sulfide and calcium sulfate as a solid content may be obtained, or water and sulfuric acid are simultaneously added to and mixed with the solid content containing lead sulfide obtained in step (B), A slurry containing solid lead sulfide and calcium sulfate may be obtained.
Water and sulfuric acid may be supplied as dilute sulfuric acid prepared in advance.
The pH of the slurry in this step is preferably 1.5 to 7.5, more preferably 2.0 to 7.0, and particularly preferably 2.5 to 6.5. When the pH is less than 1.5 or exceeds 7.5, the mass ratio of the lead component distributed in the float in step (E) decreases.
As a method for adjusting the pH, for example, the pH of the slurry is measured using a pH measuring unit (pH meter) while adding sulfuric acid to the slurry accommodated in the liquid tank, preferably with stirring. And a method of adjusting the pH of the slurry.
鉛硫化物を含む固体分に、水及び硫酸を加えて混合する方法としては、例えば、撹拌翼付きの液槽内に、鉛硫化物を含む固体分と、水と、硫酸とを収容し、所定の滞留時間で撹拌して、均一なスラリーを得る方法が挙げられる。
本工程におけるスラリーの固液比（水１リットル中の鉛硫化物を含む固体分の質量）は、好ましくは５〜３００ｇ／リットル、より好ましくは２０〜２５０ｇ／リットル、特に好ましくは５０〜２００ｇ／リットルである。該値が５ｇ／リットル未満では、鉛硫化物を含む固体分当たりの水量が大きくなり、処理の効率が低下する。該値が３００ｇ／リットルを超えると、浮遊選鉱工程（Ｅ）における鉛成分とカルシウム成分の分離性能が低下する。
滞留時間は、好ましくは５〜３０分間である。滞留時間が５分間未満では、硫酸カルシウムの生成が不十分となることがある。滞留時間が３０分間を超えると、処理の効率が低下するなどの不都合がある。
As a method of adding and mixing water and sulfuric acid to the solid content containing lead sulfide, for example, the solid content containing lead sulfide, water, and sulfuric acid are contained in a liquid tank with a stirring blade, A method of obtaining a uniform slurry by stirring for a predetermined residence time can be mentioned.
The solid-liquid ratio of the slurry in this step (mass of solid content including lead sulfide in 1 liter of water) is preferably 5 to 300 g / liter, more preferably 20 to 250 g / liter, and particularly preferably 50 to 200 g / liter. Liters. If the value is less than 5 g / liter, the amount of water per solid content containing lead sulfide increases, and the efficiency of the treatment decreases. When this value exceeds 300 g / liter, the separation performance of the lead component and the calcium component in the flotation process (E) decreases.
The residence time is preferably 5 to 30 minutes. If the residence time is less than 5 minutes, the production of calcium sulfate may be insufficient. When the residence time exceeds 30 minutes, there is a disadvantage that the efficiency of the process is lowered.
［工程（Ｄ）：鉛硫化物疎水化工程］
本工程は、工程（Ｃ）で得られたスラリーに捕収剤を加えて、スラリー中の鉛硫化物を疎水化させる工程である。
本工程は、工程（Ｅ）（鉛・カルシウム分離工程）における浮遊選鉱の前処理として、鉛硫化物を疎水化させるものである。
浮遊選鉱とは、疎水性の表面を有する粒子及び親水性の表面を有する粒子を含む水中に空気を供給して、この空気と必要に応じて配合される起泡剤とによって生じた泡の表面に、疎水性の表面を有する粒子を付着させ、該粒子が付着している泡を、水中で浮力により浮上させることによって、沈鉱である親水性の表面を有する粒子と、浮鉱である疎水性の表面を有する粒子とに分離するものである。
本発明で用いられる捕収剤は、工程（Ａ）で生成した鉛硫化物の疎水性を高めるためのものである。鉛硫化物は、捕収剤によって疎水性を高められた後、泡の表面に付着して、水中を浮上し、浮鉱となる。
[Step (D): Lead sulfide hydrophobization step]
This step is a step of hydrophobizing lead sulfide in the slurry by adding a collector to the slurry obtained in step (C).
In this step, lead sulfide is hydrophobized as a pretreatment for flotation in step (E) (lead / calcium separation step).
Flotation means the surface of foam generated by supplying air into water containing particles having a hydrophobic surface and particles having a hydrophilic surface, and this foam and a foaming agent blended as necessary. The particles having a hydrophobic surface are attached to the particles, and the bubbles to which the particles are attached are floated by buoyancy in water, so that the particles having a hydrophilic surface that is sedimented and the hydrophobic that is floated The particles are separated into particles having a surface having a property.
The collector used in the present invention is for increasing the hydrophobicity of the lead sulfide produced in the step (A). After the lead sulfide is made hydrophobic by the collector, it adheres to the surface of the foam and floats in the water to become a float.
捕収剤の例としては、ザンセートや、酸性ジチオリン酸エステル類（商品名：エロフロート）や、ｎ−ドデシル硫酸ナトリウム等のアルキル硫酸塩や、オレイン酸ナトリウム等の不飽和脂肪族カルボン酸塩等が挙げられる。これらは、１種を単独で用いてもよいし、２種以上を併用してもよい。
中でも、ザンセート、酸性ジチオリン酸エステル類、オレイン酸ナトリウム等は、本発明において好ましく用いられる。
ここで、ザンセートとは、−ＯＣ（＝Ｓ）−Ｓ−の化学構造を有するキサントゲン酸塩をいう。ザンセートの例としては、Ｒ−ＯＣ（＝Ｓ）−Ｓ−Ｍ＋（式中、Ｒは炭素数１〜２０（好ましくは２〜５）のアルキル基、ＭはＮａ、Ｋ等のアルカリ金属またはＮＨ４等を表す。）の一般式で表される化合物が挙げられる。
捕収剤の添加量は、例えば、本発明の処理対象物となる微粉末中の鉛成分の通常の含有率から推測して定めることができる。具体的には、捕収剤（例えば、ザンセート）／Ｐｂ（微粉末中の鉛）のモル比が、好ましくは０．０１以上、より好ましくは０．０３以上、さらに好ましくは０．０５以上となる量の捕収剤を添加することが望ましい。該値が、０．０１未満では、鉛硫化物を浮鉱として十分に浮上させることが困難となる。
捕収剤の添加量の上限値は、特に限定されないが、薬剤コストの削減等の観点から、捕収剤（例えば、ザンセート）／Ｐｂ（微粉末中の鉛）のモル比が、好ましくは１．０以下、より好ましくは０．５以下、さらに好ましくは０．２以下となる量であることが望ましい。
なお、浮遊選鉱処理後に得られる液分中の捕収剤（例えば、ザンセート）は、後工程の曝気処理等により、液分中から分解除去することができる。
Examples of the collector include xanthate, acidic dithiophosphates (trade name: Elofloat), alkyl sulfates such as sodium n-dodecyl sulfate, unsaturated aliphatic carboxylates such as sodium oleate, etc. Is mentioned. These may be used individually by 1 type and may use 2 or more types together.
Of these, xanthate, acidic dithiophosphates, sodium oleate and the like are preferably used in the present invention.
Here, the xanthates, -OC (= S) -S - refers to xanthate having the chemical structure. Examples of xanthate include R—OC (═S) —S — M + (wherein R is an alkyl group having 1 to 20 carbon atoms (preferably 2 to 5), M is an alkali metal such as Na or K, or A compound represented by the general formula of NH 4 and the like).
The addition amount of the collection agent can be determined by estimating from the normal content of the lead component in the fine powder to be processed according to the present invention, for example. Specifically, the molar ratio of the collecting agent (for example, xanthate) / Pb (lead in the fine powder) is preferably 0.01 or more, more preferably 0.03 or more, and further preferably 0.05 or more. It is desirable to add an amount of collector. When the value is less than 0.01, it is difficult to sufficiently float the lead sulfide as a float.
The upper limit of the amount of the collection agent added is not particularly limited, but from the viewpoint of reducing the drug cost, the molar ratio of the collection agent (for example, xanthate) / Pb (lead in the fine powder) is preferably 1. It is desirable that the amount be 0.0 or less, more preferably 0.5 or less, and still more preferably 0.2 or less.
In addition, the collection | recovery agent (for example, xanthate) in the liquid obtained after a flotation process can be decomposed | disassembled and removed from the liquid by the aeration process etc. of a post process.
本工程では、スラリーに起泡剤を加えることもできる。起泡剤を用いることによって、浮遊選鉱における浮鉱の浮上を促進することができる。起泡剤は、通常、鉛硫化物を疎水化した後に添加される。
起泡剤の例としては、メチルイソブチルカルビノール（ＭＩＢＣ；４−メチル−２−ペンタノール）、メチルイソブチルケトン、パイン油、エチレングリコール、プロピレングリコールメチルエーテル、クレゾール酸等が挙げられる。起泡剤として、前記の例示物の他に、例えば、炭素数６〜８の鎖状の炭化水素基（アルキル基等）や炭素数１０〜１５の環状の炭化水素基（芳香族基、シクロアルキル基等）等の疎水性基、及び、水酸基、カルボキシル基等の親水性基を有する化合物も、使用することができる。
起泡剤の添加量は、スラリー１リットルに対して、好ましくは５〜１００ｍｇである。
In this step, a foaming agent can be added to the slurry. By using a foaming agent, it is possible to promote floating of the ore in the flotation. The foaming agent is usually added after hydrophobizing lead sulfide.
Examples of the foaming agent include methyl isobutyl carbinol (MIBC; 4-methyl-2-pentanol), methyl isobutyl ketone, pine oil, ethylene glycol, propylene glycol methyl ether, cresolic acid and the like. As the foaming agent, in addition to the above-mentioned examples, for example, a chain hydrocarbon group having 6 to 8 carbon atoms (such as an alkyl group) or a cyclic hydrocarbon group having 10 to 15 carbon atoms (aromatic group, cyclohexane) A compound having a hydrophobic group such as an alkyl group or the like and a hydrophilic group such as a hydroxyl group or a carboxyl group can also be used.
The amount of the foaming agent added is preferably 5 to 100 mg with respect to 1 liter of the slurry.
［工程（Ｅ）：鉛・カルシウム分離工程］
本工程は、工程（Ｄ）で得られたスラリーを浮遊選鉱処理して、鉛硫化物を含む浮鉱と、硫酸カルシウムを含む沈鉱を得る工程である。
浮遊選鉱を行う手段としては、ファーレンワルド型浮選機（ＦＷ型浮選機）、ＭＳ型浮選機、フェジャーグレン型浮選機、アジテヤ型浮選機、ワーマン型浮選機等の浮選機が挙げられる。
浮鉱は、スラリーの液中の上部領域（特に液面付近）に存在する固体分を回収することによって、スラリーの他の成分（液分、沈鉱）から分離することができる。
浮鉱は、鉛（Ｐｂ）の分配率（換言すれば、浮鉱中のＰｂと沈鉱中のＰｂの合計量中の浮鉱中のＰｂの質量割合）が大きいので、カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末に由来する鉛含有物質として分離回収することができる。
[Process (E): Lead / calcium separation process]
This step is a step of subjecting the slurry obtained in the step (D) to a flotation process to obtain a float containing lead sulfide and a deposit containing calcium sulfate.
As a means of flotation, the Fahrenwald type flotation machine (FW type flotation machine), MS type flotation machine, Fegergren type flotation machine, agitaya type flotation machine, Worman type flotation machine, etc. There is a selection machine.
Flotation can be separated from other components of the slurry (liquid content, sedimentation) by recovering the solid content present in the upper region (particularly near the liquid surface) of the slurry liquid.
Floats contain a calcium component and a lead component because the distribution ratio of lead (Pb) (in other words, the mass proportion of Pb in the flotation in the total amount of Pb in the flotation and Pb in the subsidence) is large. Can be separated and recovered as a lead-containing substance derived from fine powder.
浮鉱への鉛の分配率（浮鉱中のＰｂと沈鉱中のＰｂの合計量中の浮鉱中のＰｂの質量割合）は、本発明の処理対象物である微粉末に含まれるカルシウム成分の含有率の大きさ等によっても変動するが、通常、６０質量％以上、好ましくは６５質量％以上、より好ましくは７０質量％以上、特に好ましくは７５質量％以上である。
浮鉱中の鉛の含有率は、処理対象物である微粉末中に含まれるカルシウム成分の含有率の大きさ等によっても変動するが、通常、１０質量％以上である。
沈鉱は、スラリーの液中の下部領域（特に底面上）に存在する固体分を回収することによって、スラリーの他の成分（液分、浮鉱）から分離することができる。
沈鉱は、浮鉱とは逆に、硫酸カルシウムの分配率が大きく、かつ、鉛硫化物の分配率が小さいので、セメント原料等として用いることができる。沈鉱には、ケイ素、アルミニウム等の化合物が含まれることがある。
沈鉱へのカルシウム（Ｃａ）の分配率は、通常、８０質量％以上である。
The distribution ratio of lead to the floatation (mass ratio of Pb in the floatation in the total amount of Pb in the floatation and Pb in the sedimentation) is the calcium component contained in the fine powder that is the object of treatment of the present invention. Although it varies depending on the size of the content, it is usually 60% by mass or more, preferably 65% by mass or more, more preferably 70% by mass or more, and particularly preferably 75% by mass or more.
The content of lead in the float is usually 10% by mass or more, although it varies depending on the size of the calcium component contained in the fine powder that is the object to be treated.
The sedimentation can be separated from the other components of the slurry (liquid content, floatation) by recovering the solids present in the lower region (especially on the bottom surface) of the slurry liquid.
Contrary to floatation, sedimentation has a high calcium sulfate distribution ratio and a low lead sulfide distribution ratio, and therefore can be used as a cement raw material. The sedimentation may contain compounds such as silicon and aluminum.
The distribution ratio of calcium (Ca) to the ore is usually 80% by mass or more.
一般に、カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末中に含まれる鉛成分の一部は、工程（Ａ）において該微粉末をスラリー化する際に、鉛イオンとして水中に溶出する。水中に溶出した鉛成分が、水溶性の成分（カリウム成分、塩素成分等）とともに液分として除去されると、その分だけ、工程（Ｅ）における浮遊選鉱処理によって得られる鉛成分の量が小さくなると考えられる。この点、本発明の処理方法によれば、微粉末をスラリー化する時に、硫化剤を加えているので、微粉末に含まれている鉛成分のほとんどが、固体分である鉛硫化物となり、微粉末から水中への鉛成分（Ｐｂイオン）の溶出を抑制することができる。
本発明の処理方法によれば、微粉末から浮鉱中に分配されるＰｂの質量割合（微粉末中のＰｂの含有量に対する浮鉱中のＰｂの質量割合）は、好ましくは６０質量％以上、より好ましくは６５質量％以上、さらに好ましくは７０質量％以上である。
In general, a part of the lead component contained in the fine powder containing the calcium component and the lead component is eluted into water as lead ions when the fine powder is slurried in the step (A). When the lead component eluted in water is removed as a liquid component together with water-soluble components (potassium component, chlorine component, etc.), the amount of the lead component obtained by the flotation process in the step (E) is reduced accordingly. It is considered to be. In this regard, according to the treatment method of the present invention, when the fine powder is slurried, a sulfurizing agent is added, so that most of the lead component contained in the fine powder becomes a lead sulfide that is a solid component, Elution of lead components (Pb ions) from fine powder into water can be suppressed.
According to the treatment method of the present invention, the mass ratio of Pb distributed from the fine powder into the float ore (the mass ratio of Pb in the float to the content of Pb in the fine powder) is preferably 60% by mass or more. More preferably, it is 65% by mass or more, and further preferably 70% by mass or more.
［工程（Ｆ）：液分再利用工程］
本工程は、工程（Ｂ）で得られたアルカリ性の液分（図中の液分ａ）の少なくとも一部を、工程（Ａ）において、微粉末Ａ、水、及び硫化剤と共に混合する液分再利用工程である。
［工程（Ｇ）：液分再利用工程］
本工程は、工程（Ｅ）における浮遊選鉱処理後のスラリーから液分（図中の液分ｂ；通常、酸性）を回収し、該液分の少なくとも一部を、工程（Ｃ）において、前記鉛硫化物を含む固体分、水及び硫酸と共に混合する工程である。
[Process (F): Liquid reuse process]
In this step, at least a part of the alkaline liquid component (liquid component a in the figure) obtained in step (B) is mixed with fine powder A, water, and a sulfurizing agent in step (A). It is a reuse process.
[Step (G): Liquid Reuse Step]
In this step, a liquid component (liquid component b in the figure; usually acidic) is recovered from the slurry after the flotation treatment in the step (E), and at least a part of the liquid component in the step (C) This is a step of mixing with solid content including lead sulfide, water and sulfuric acid.
［工程（Ｈ）：浄化工程］
本工程は、工程（Ｅ）における浮遊選鉱処理後のスラリーから液分（図中の液分ｂ；通常、酸性）を回収し、該液分の少なくとも一部と、工程（Ｂ）のアルカリ性の液分（図中の液分ａ）を混合して、これら２つの液分中の成分が反応して生じる固体分、及び、浄化された液分を含むスラリーを得る工程である。
本発明の処理対象物となるカルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末は、鉛成分の他にも鉄成分、亜鉛成分、銅成分等の重金属成分を含有する。これらの重金属成分は、工程（Ａ）において金属硫化物となって、鉛硫化物とともに固体分として回収される。その後、工程（Ｃ）において、鉛硫化物を含む固体分に、水及び硫酸を加えて混合すると、得られたスラリーの液性が酸性となるため、酸性液分中に溶出し易い成分である鉄成分、亜鉛成分、銅成分等の重金属成分は、金属イオンとなって液分中に溶出する。
したがって、浮遊選鉱処理後の液分（図１中の液分ｂ）中には、鉄成分、亜鉛成分、銅成分等が含まれている。これらの金属成分を含む液分を回収するための固液分離手段としては、フィルタープレスやベルトフィルター等が挙げられる。
[Process (H): Purification process]
In this step, a liquid component (liquid component b in the figure; usually acidic) is recovered from the slurry after the flotation treatment in the step (E), and at least a part of the liquid component and the alkaline component of the step (B) are recovered. This is a step of mixing a liquid component (liquid component a in the figure) to obtain a slurry containing a solid component generated by reaction of components in these two liquid components and a purified liquid component.
The fine powder containing a calcium component and a lead component to be treated according to the present invention contains heavy metal components such as an iron component, a zinc component, and a copper component in addition to the lead component. These heavy metal components become metal sulfides in the step (A) and are recovered as a solid content together with lead sulfide. Thereafter, in step (C), when water and sulfuric acid are added to and mixed with the solid content containing lead sulfide, the liquidity of the resulting slurry becomes acidic. Heavy metal components such as iron component, zinc component, and copper component are converted into metal ions and eluted into the liquid.
Therefore, an iron component, a zinc component, a copper component, etc. are contained in the liquid component (liquid component b in FIG. 1) after the flotation process. Examples of solid-liquid separation means for recovering a liquid component containing these metal components include a filter press and a belt filter.
鉄成分等の金属成分を含む酸性の液分と、工程（Ｂ）で得られたアルカリ性の液分を混合することによって、金属硫化物を生成させることができる。この混合方法としては、例えば、２つの液分を中和反応槽内に収容して、所定の滞留時間で混合する方法が挙げられる。
滞留時間は、好ましくは３０分間以上、より好ましくは１時間以上である。滞留時間の上限値は、特に限定されないが、処理効率等を考慮して、好ましくは５時間以内、より好ましくは４時間以内である。
中和反応槽から排出された液分は、例えば、工程（Ｄ）で加えられた捕収剤（例えば、ザンセート等）を分解除去するために、曝気槽で曝気処理等された後、排水として排出される。
A metal sulfide can be produced by mixing an acidic liquid containing a metal component such as an iron component and the alkaline liquid obtained in the step (B). Examples of the mixing method include a method in which two liquid components are accommodated in a neutralization reaction tank and mixed for a predetermined residence time.
The residence time is preferably 30 minutes or longer, more preferably 1 hour or longer. The upper limit value of the residence time is not particularly limited, but is preferably within 5 hours, more preferably within 4 hours in consideration of processing efficiency and the like.
The liquid discharged from the neutralization reaction tank is, for example, discharged as waste water after being aerated in an aeration tank in order to decompose and remove the collection agent (for example, xanthate) added in the step (D). Discharged.
次に、本発明の微粉末の処理システムの実施形態例を説明する。図２は、本発明の微粉末の処理システムの一例を概念的に示す図である。
図２中、微粉末の処理システムは、処理対象物であるカルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末と、水と、硫化剤を混合して、固体分である鉛硫化物を含むスラリーを得るための鉛硫化物生成槽１と、鉛硫化物生成槽１から供給されたスラリーを固液分離して、鉛硫化物を含む固体分と、液分とを得るためのフィルタープレス（固液分離装置）２と、フィルタープレス２で得られた鉛硫化物を含む固体分に、水を加えて、固体分である鉛硫化物を含むスラリーを得るための混合槽３と、混合槽３から供給されたスラリーに、硫酸を加えて混合し、固体分である鉛硫化物及び硫酸カルシウムを含むスラリーを得るための硫酸カルシウム生成槽４と、硫酸カルシウム生成槽４から供給されたスラリーに捕収剤を加えて、スラリー中の鉛硫化物の疎水性を高めるための疎水化反応槽５と、疎水化反応槽５から供給されたスラリーに対して浮遊選鉱を行うための浮選機（浮遊選鉱装置）６を備えている。
鉛硫化物生成槽１、混合槽３、硫酸カルシウム生成槽４、及び疎水化反応槽５は、各々、スラリーを撹拌するための撹拌翼１ａ，３ａ，４ａ，５ａを備えている。
硫酸カルシウム生成槽４は、硫酸を供給するための硫酸貯留槽４ｂを備えている。疎水化反応槽５は、捕収剤を供給するための捕収剤貯留槽５ｂを備えている。また、硫酸カルシウム生成槽４は、スラリーのｐＨを測定するためのｐＨ測定手段（ｐＨ計）（図示略）を備えていてもよい。
なお、本発明の処理システムは、疎水化反応装置５から浮選機６までの流通路の所定の地点にて起泡剤を供給するための起泡剤貯留槽（図示略）を備えていてもよい。
撹拌翼１ａを備えた鉛硫化物生成槽１は、鉛硫化物生成装置を構成している。
撹拌翼３ａを備えた混合槽３と、撹拌翼４ａを備えた硫酸カルシウム生成槽４と、硫酸貯留槽４ｂと、ｐＨ測定手段（図示略）は、硫酸カルシウム生成装置を構成している。
撹拌翼５ａを備えた疎水化反応槽５と、捕収剤貯留槽５ｂと、起泡剤貯留槽（図示略）は、疎水化反応装置を構成している。
Next, an embodiment of the fine powder processing system of the present invention will be described. FIG. 2 is a diagram conceptually illustrating an example of the fine powder processing system of the present invention.
In FIG. 2, the fine powder processing system mixes a fine powder containing calcium components and lead components, which are processing objects, water, and a sulfurizing agent to obtain a slurry containing lead sulfide, which is a solid component. The lead sulfide production tank 1 and the slurry supplied from the lead sulfide production tank 1 are subjected to solid-liquid separation, and a filter press (solid-liquid separation) for obtaining a solid content containing lead sulfide and a liquid content. Equipment) 2, water added to the solid content containing lead sulfide obtained by the filter press 2, and a
The lead sulfide generation tank 1, the
The calcium
In addition, the processing system of this invention is equipped with the foaming agent storage tank (not shown) for supplying a foaming agent in the predetermined | prescribed point of the flow path from the
The lead sulfide production tank 1 provided with the stirring blade 1a constitutes a lead sulfide production apparatus.
The
The
微粉末の処理システムは、前述の鉛硫化物生成槽１等の他に、フィルタープレス２によって分離された液分を貯留するための第一の貯留槽７と、浮選機６によって得られた浮鉱及び沈鉱の各々を固液分離して、浮鉱からなる固体分及び沈鉱からなる固体分と、浮鉱及び沈鉱を除いた後の、処理対象物である微粉末中に含有されていた鉄成分等の金属成分を含む液分を得るためのフィルタープレス（固液分離装置）８と、フィルタープレス８で分離された液分を貯留するための第二の貯留槽９と、第一の貯留槽７に貯留された液分の一部と、第二の貯留槽９に貯留された液分の一部を混合して、硫化亜鉛等の金属硫化物を生成するための中和反応槽（混合手段）１０と、第一の貯留槽７に貯留された液分の残部を、鉛硫化物生成槽１に導くための流通路１１と、第二の貯留槽９に貯留された液分の残部を、硫酸カルシウム生成槽４に導くための流通路１２を備えている。なお、中和反応槽１０は、金属硫化物生成装置である。
また、微粉末の処理システムは、中和反応槽１０から供給された液分中から、捕収剤を分解し除去するための曝気槽（酸化反応槽）１３を備えている。
本発明においては、連続式とバッチ式のいずれの処理方法及び処理システムを採用してもよいが、処理効率の観点からは、連続式の処理方法及び処理システムが好ましい。
The fine powder processing system was obtained by the first storage tank 7 for storing the liquid separated by the filter press 2 and the flotation machine 6 in addition to the lead sulfide generation tank 1 and the like described above. Each of floatation and sedimentation is separated into solid and liquid and contained in solid powder consisting of floatation and solids consisting of sedimentation, and fine powder that is the object of treatment after removal of floatation and sedimentation A filter press (solid-liquid separation device) 8 for obtaining a liquid component containing a metal component such as an iron component, a second storage tank 9 for storing the liquid component separated by the
Further, the fine powder processing system includes an aeration tank (oxidation reaction tank) 13 for decomposing and removing the collection agent from the liquid supplied from the
In the present invention, either a continuous processing method or a batch processing method and a processing system may be adopted, but from the viewpoint of processing efficiency, a continuous processing method and a processing system are preferable.
以下、実施例及び比較例により本発明を説明する。なお、以下の「％」は、特に断らない限り、質量基準である。
［カルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末の用意］
処理対象物であるカルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末として、表１に示す成分組成を有する微粉末Ａを用意した。この微粉末Ａは、塩素バイパス技術によるセメントキルンの排ガスの処理の過程で捕集した微粉末である。
Hereinafter, the present invention will be described with reference to examples and comparative examples. The following “%” is based on mass unless otherwise specified.
[Preparation of fine powder containing calcium and lead components]
A fine powder A having a component composition shown in Table 1 was prepared as a fine powder containing a calcium component and a lead component, which are treatment objects. This fine powder A is a fine powder collected in the course of the treatment of exhaust gas from the cement kiln by the chlorine bypass technique.
［実施例１］
図１に示すフローに従って、図２に示す連続式の処理システムを用いて、以下のように微粉末Ａを処理した。
撹拌翼（図示略）付きの鉛硫化物生成槽１（容量：９０リットル）内に、微粉末Ａと、水とを投入し、３０分間の滞留時間下で撹拌して、均一なスラリーを得た。該スラリーの固液比（水１リットル中のカルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末の質量）は、１００ｇ／リットルに調整した。
このスラリーに、硫化剤として水硫化ソーダ水溶液（濃度：２０質量％）を加えて、３０分間の滞留時間下で撹拌し、鉛硫化物（硫化鉛）を生成させた。該スラリーのＳ／Ｐｂのモル比は、１．２５に調整した（工程（Ａ））。
次いで、このスラリーをフィルタープレス２に導き、固液分離して、鉛硫化物を含む固体分と、水溶性硫黄成分を含む液分を得た（工程（Ｂ））。この液分ａを第一の貯留槽７に導き、貯留した。
次いで、鉛硫化物を含む固体分を撹拌翼３ａ付きの混合槽３（容量：４５リットル）に導き、水を加えて、１５分間の滞留時間下で撹拌し、固体分である鉛硫化物を含む均一なスラリーを得た。該スラリーの固液比（水１リットル中の鉛硫化物を含む固体分の質量）は、１００ｇ／リットルに調整した。
[Example 1]
According to the flow shown in FIG. 1, the fine powder A was processed as follows using the continuous processing system shown in FIG.
Fine powder A and water are put into a lead sulfide production tank 1 (capacity: 90 liters) equipped with a stirring blade (not shown), and stirred for a residence time of 30 minutes to obtain a uniform slurry. It was. The solid-liquid ratio (mass of fine powder containing calcium component and lead component in 1 liter of water) of the slurry was adjusted to 100 g / liter.
To this slurry, a sodium hydrosulfide aqueous solution (concentration: 20% by mass) was added as a sulfiding agent and stirred for a residence time of 30 minutes to generate lead sulfide (lead sulfide). The S / Pb molar ratio of the slurry was adjusted to 1.25 (step (A)).
Next, this slurry was guided to the filter press 2 and subjected to solid-liquid separation to obtain a solid content containing lead sulfide and a liquid content containing a water-soluble sulfur component (step (B)). This liquid a was introduced into the first storage tank 7 and stored.
Next, the solid content containing lead sulfide is introduced into a mixing tank 3 (capacity: 45 liters) equipped with a
次いで、このスラリーを硫酸カルシウム生成槽４（容量：４５リットル）に導き、硫酸（濃度：９８％）を加えて、１５分間の滞留時間下で撹拌し、硫酸カルシウムを生成させた。該スラリーのｐＨは、３．０に調整した（工程（Ｃ））。
次いで、このスラリーを疎水化反応槽５（容量：４５リットル）に導き、捕収剤としてアミルザンセート水溶液（濃度：０．４質量％、アミルザンセートの化学式：Ｃ５Ｈ１１−Ｏ−Ｃ（＝Ｓ）−Ｓ−Ｋ＋）を加えて、３０分間の滞留時間下で撹拌した。該スラリーのアミルザンセート／Ｐｂのモル比は、０．１５に調整した（工程（Ｄ））。
次いで、このスラリーを、疎水化反応槽５から流通路を介してＦＷ型浮選機６に導き、浮遊選鉱処理を行なった（工程（Ｅ））。
浮遊選鉱で得られた浮鉱及び沈鉱を、各々、フィルタープレス８に導き、固液分離して、浮鉱からなる固体分と、沈鉱からなる固体分と、浮鉱及び沈鉱を除いた後の、微粉末Ａ中に含有されていた鉄成分等の金属成分を含む液分ｂとを得た。この液分ｂを第二の貯留槽９に導き、貯留した。
次いで、第一の貯留槽７に貯留した液分ａと、第二の貯留槽９に貯留した液分ｂを、中和反応槽１０に導き、３０分間以上の滞留時間下で混合し、硫化亜鉛等の金属硫化物を含む沈殿を生成させた（工程（Ｇ））。
浮遊選鉱で得られた浮鉱及び沈鉱の各々について、鉛（Ｐｂ）の分配率を測定した。
また、浮鉱、沈鉱、及び、液分（液分ａ及び液分ｂ）の各々について、微粉末Ａから分配された鉛の質量割合を測定した。
さらに、浮遊選鉱処理後の液分の性状等を調べた。
これらの結果を表２に示す。
Next, this slurry was introduced into a calcium sulfate production tank 4 (volume: 45 liters), sulfuric acid (concentration: 98%) was added, and the mixture was stirred under a residence time of 15 minutes to produce calcium sulfate. The pH of the slurry was adjusted to 3.0 (step (C)).
Next, this slurry was introduced into a hydrophobization reaction tank 5 (volume: 45 liters), and an aqueous amyl xanthate solution (concentration: 0.4 mass%, chemical formula of amyl xanthate: C 5 H 11 —O—C (= S) as a collection agent. -S - K + ) was added and stirred under a residence time of 30 minutes. The molar ratio of amyl xanthate / Pb in the slurry was adjusted to 0.15 (step (D)).
Subsequently, this slurry was guided from the
Flotation and sedimentation obtained by flotation are led to the
Next, the liquid part a stored in the first storage tank 7 and the liquid part b stored in the second storage tank 9 are guided to the
The distribution ratio of lead (Pb) was measured for each of floatation and sedimentation obtained by flotation.
Moreover, the mass ratio of the lead distributed from the fine powder A was measured for each of floatation, sedimentation, and liquid components (liquid component a and liquid component b).
Furthermore, the properties of the liquid after the flotation treatment were investigated.
These results are shown in Table 2.
［比較例１］
図３に示すフローに従って、以下のように微粉末Ａを処理した。
撹拌翼（図示略）付きの鉛硫化物生成槽（容量：９０リットル）内に、微粉末Ａと、水とを投入し、３０分間の滞留時間下で撹拌し、均一なスラリーを得た。該スラリーの固液比（水１リットル中のカルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末の質量）は、１００ｇ／リットルに調整した。
次いで、このスラリーをフィルタープレスに導き、固液分離して、微粉末Ａを含む固体分と、微粉末Ａから溶出した塩素成分等を含む液分ｃを得た。
次いで、微粉末Ａを含む固体分を撹拌翼付きの混合槽（容量：４５リットル）に導き、水を加えて、１５分間の滞留時間下で撹拌し、微粉末を含む均一なスラリーを得た。該スラリーの固液比（水１リットル中の微粉末の質量）は、１００ｇ／リットルに調整した。
次いで、このスラリーに、硫化剤として水硫化ソーダ水溶液（濃度：２０質量％）を加えて、３０分間の滞留時間下で撹拌し、鉛硫化物（硫化鉛）を生成させた。該スラリーのＳ／Ｐｂのモル比は、１．２５に調整した。
次いで、このスラリーを撹拌翼付きの硫酸カルシウム生成槽（容量：４５リットル）に導き、硫酸（濃度：９８％）を加えて、１５分間の滞留時間下で撹拌し、硫酸カルシウムを生成させた。該スラリーのｐＨは、３．０に調整した。
次いで、このスラリーを撹拌翼付きの疎水化反応槽（容量：４５リットル）に導き、捕収剤としてアミルザンセート水溶液（濃度：０．４質量％、）を加えて、３０分間の滞留時間下で撹拌した。該スラリーのアミルザンセート／Ｐｂのモル比は、０．１５に調整した。
次いで、このスラリーを、疎水化反応槽から流通路を介してＦＷ型浮選機に導き、浮遊選鉱により浮鉱及び沈鉱と、該浮鉱及び沈鉱を除いた後の液分ｄを得た。
浮遊選鉱で得られた浮鉱及び沈鉱の各々について、鉛の分配率を測定した。
また、浮鉱、沈鉱、及び液分（液分ｃ及び液分ｄ）の各々について、微粉末から分配されるＰｂの質量割合を測定した。さらに液分の性状を調べた。
これらの結果を表２に示す。
[Comparative Example 1]
According to the flow shown in FIG. 3, the fine powder A was processed as follows.
Fine powder A and water were put into a lead sulfide production tank (capacity: 90 liters) equipped with a stirring blade (not shown), and stirred for a residence time of 30 minutes to obtain a uniform slurry. The solid-liquid ratio (mass of fine powder containing calcium component and lead component in 1 liter of water) of the slurry was adjusted to 100 g / liter.
Next, this slurry was guided to a filter press and subjected to solid-liquid separation to obtain a solid content containing fine powder A and a liquid content c containing a chlorine component eluted from the fine powder A and the like.
Next, the solid content containing fine powder A was introduced into a mixing vessel (capacity: 45 liters) equipped with a stirring blade, water was added, and the mixture was stirred for 15 minutes to obtain a uniform slurry containing fine powder. . The solid-liquid ratio (mass of fine powder in 1 liter of water) of the slurry was adjusted to 100 g / liter.
Next, a sodium hydrosulfide aqueous solution (concentration: 20% by mass) was added to the slurry as a sulfiding agent, and the mixture was stirred for 30 minutes to generate lead sulfide (lead sulfide). The S / Pb molar ratio of the slurry was adjusted to 1.25.
Next, the slurry was introduced into a calcium sulfate production tank (capacity: 45 liters) equipped with a stirring blade, sulfuric acid (concentration: 98%) was added, and the mixture was stirred for a residence time of 15 minutes to produce calcium sulfate. The pH of the slurry was adjusted to 3.0.
Next, the slurry was introduced into a hydrophobization reaction tank (capacity: 45 liters) equipped with a stirring blade, an aqueous amyl xanthate solution (concentration: 0.4 mass%) was added as a collection agent, and stirring was performed for a residence time of 30 minutes. did. The amyl xanthate / Pb molar ratio of the slurry was adjusted to 0.15.
Next, this slurry is guided from the hydrophobization reactor to the FW type flotation machine through the flow path, and the floated or settled and the liquid component d after removing the floated or settled by flotation are obtained. It was.
The distribution ratio of lead was measured for each of floatation and sedimentation obtained by flotation.
Moreover, the mass ratio of Pb distributed from the fine powder was measured for each of floatation, sedimentation, and liquid (liquid c and liquid d). Further, the properties of the liquid were examined.
These results are shown in Table 2.
表２に示すように、実施例１の浮鉱への鉛（Ｐｂ）の分配率は、８１質量％であった。これに対して、比較例１の浮鉱への鉛（Ｐｂ）の分配率は、７６質量％であった。
また、表２に示すように、実施例１の微粉末から浮鉱中に分配される鉛（Ｐｂ）の質量割合は、７９質量％であった。これに対して、比較例１の微粉末から浮鉱中に分配される鉛（Ｐｂ）の質量割合は、５３質量％であった。
これらの結果から、本発明の処理方法及び処理システムによれば、微粉末中に含まれている鉛成分を、高い割合で浮鉱中に分配して回収できることがわかった。
As shown in Table 2, the distribution ratio of lead (Pb) to the float of Example 1 was 81% by mass. On the other hand, the distribution ratio of lead (Pb) to the float of Comparative Example 1 was 76% by mass.
Moreover, as shown in Table 2, the mass ratio of lead (Pb) distributed from the fine powder of Example 1 into the float was 79% by mass. On the other hand, the mass ratio of lead (Pb) distributed from the fine powder of Comparative Example 1 into the float was 53 mass%.
From these results, it was found that according to the treatment method and the treatment system of the present invention, the lead component contained in the fine powder can be distributed and recovered in the floatation at a high ratio.
１ 鉛硫化物生成槽
１ａ 撹拌翼
２ フィルタープレス
３ 混合槽
３ａ 撹拌翼
４ 硫酸カルシウム生成槽
４ａ 撹拌翼
４ｂ 硫酸貯留槽
５ 疎水化反応槽
５ａ 撹拌翼
５ｂ 捕収剤貯留槽
６ 浮選機（浮遊選鉱装置）
７ 第一の貯留槽
８ フィルタープレス
９ 第二の貯留槽
１０ 中和反応槽（混合手段）
１１，１２ 流通路
１３ 曝気槽（酸化反応槽）
DESCRIPTION OF SYMBOLS 1 Lead sulfide production tank 1a Stirring blade 2
7
11,12
Claims (8)
（Ｂ） 工程（Ａ）で得られたスラリーを固液分離して、鉛硫化物を含む固体分と、前記硫化剤に由来する水溶性硫黄成分を含む液分を得る固液分離工程と、
（Ｃ） 工程（Ｂ）で得られた鉛硫化物を含む固体分に、水及び硫酸を加えて混合し、固体分である鉛硫化物及び硫酸カルシウムを含むスラリーを得る再スラリー化工程と、
（Ｄ） 工程（Ｃ）で得られたスラリーに捕収剤を加えて、スラリー中の鉛硫化物を疎水化させる鉛硫化物疎水化工程と、
（Ｅ） 工程（Ｄ）で得られたスラリーを浮遊選鉱処理して、鉛硫化物を含む浮鉱と、硫酸カルシウムを含む沈鉱を得る鉛・カルシウム分離工程と
を含むことを特徴とするカルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末の処理方法。 (A) A slurrying step of mixing a fine powder containing a calcium component and a lead component, water, and a sulfurizing agent to obtain a slurry containing lead sulfide that is a solid component,
(B) Solid-liquid separation of the slurry obtained in step (A) to obtain a solid content containing lead sulfide and a liquid content containing a water-soluble sulfur component derived from the sulfiding agent;
(C) A re-slurrying step of adding and mixing water and sulfuric acid to the solid content containing the lead sulfide obtained in the step (B) to obtain a slurry containing the lead sulfide and calcium sulfate as the solid content;
(D) a lead sulfide hydrophobizing step of adding a collector to the slurry obtained in step (C) to hydrophobize the lead sulfide in the slurry;
(E) Calcium characterized in that it includes a floatation containing lead sulfide and a lead / calcium separation step for obtaining a precipitate containing calcium sulfate by subjecting the slurry obtained in step (D) to a flotation process. The processing method of the fine powder containing a component and a lead component.
を含む請求項１に記載の微粉末の処理方法。 (F) A liquid reuse process in which at least a part of the liquid obtained in the process (B) is mixed with the fine powder, water, and a sulfurizing agent in the process (A),
The processing method of the fine powder of Claim 1 containing this.
を含む請求項１又は２に記載の微粉末の処理方法。 (G) A liquid component is recovered from the slurry after the flotation process in the step (E), and at least a part of the liquid component is mixed with the solid component containing the lead sulfide, water and sulfuric acid in the step (C). Liquid recycling process,
The processing method of the fine powder of Claim 1 or 2 containing this.
を含む請求項１〜３のいずれか１項に記載の微粉末の処理方法。 (H) A liquid component is recovered from the slurry after the flotation process in the step (E), and at least a part of the liquid component and the liquid component obtained in the step (B) are mixed to obtain these two liquids. A purification step of obtaining a slurry containing a solid component produced by reaction of components in the component and a purified component;
The processing method of the fine powder of any one of Claims 1-3 containing these.
前記鉛硫化物生成装置で得られたスラリーを固液分離して、鉛硫化物を含む固体分と、前記硫化剤に由来する水溶性硫黄成分を含む液分を得るための固液分離装置と、
前記固液分離装置で得られた鉛硫化物を含む固体分に、水及び硫酸を加えて混合し、固体分である鉛硫化物及び硫酸カルシウムを含むスラリーを得るための硫酸カルシウム生成装置と、
前記硫酸カルシウム生成装置で得られたスラリーに捕収剤を加えて、スラリー中の鉛硫化物を疎水化させるための鉛硫化物疎水化装置と、
前記鉛硫化物疎水化装置で得られたスラリーを浮遊選鉱処理するための浮遊選鉱装置と
を含むことを特徴とするカルシウム成分及び鉛成分を含有する微粉末の処理システム。 A lead sulfide generator for obtaining a slurry containing lead sulfide, which is a solid component, by mixing fine powder containing calcium and lead components, water, and a sulfurizing agent;
A solid-liquid separation device for solid-liquid separation of the slurry obtained by the lead sulfide generation device to obtain a solid content containing lead sulfide and a liquid content containing a water-soluble sulfur component derived from the sulfiding agent; ,
A calcium sulfate generator for obtaining a slurry containing lead sulfide and calcium sulfate, which are solids, by adding and mixing water and sulfuric acid to the solids containing lead sulfide obtained by the solid-liquid separator,
A lead sulfide hydrophobizing device for hydrophobizing lead sulfide in the slurry by adding a collector to the slurry obtained by the calcium sulfate generator;
A processing system for fine powder containing calcium component and lead component, including a flotation device for flotation treatment of slurry obtained by the lead sulfide hydrophobization device.
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